非氰浸金技术发展现状及应用前景
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2018年第4期/第39卷黄金
GOLD选矿与冶炼53非氰浸金技术发展现状及应用前景
胡杨甲,贺政,赵志强,罗思岗,赵杰
(北京矿冶科技集团有限公司矿物加工科学与技术国家重点实验室)
摘要:氰化法浸金尽管应用广泛,但其浸出剂氰化物有剧毒,使用不当会严重污染环境和危害 人身安全。
而非氰浸金技术具有浸出速度快,杂质影响小,低毒甚至无毒等优点,已成为目前黄金 湿法冶炼领域一项重要研究课题。
总结了硫脲法、硫代硫酸盐法、卤素法、多硫化物法、石硫合剂法 和生物法等主要非氰浸金技术研究现状,分析了其浸金机理及优缺点,并对非氰浸金技术尤其是硫 代硫酸盐浸金应用前景进行了展望。
关键词:非氰浸金;硫脲;硫代硫酸盐;卤素;石硫合剂;生物法;氰化物
中图分类号:TD953
文献标志码:A
目前,全球黄金的生产工艺主要是氰化法,该工 艺生产的黄金约占全球总产量的70 %[1]。
然而,氰 化法由于浸出剂氰化物有剧毒,且其对人类生态环境 的影响越来越受到密切关注,在许多国家和地区,氰 化物已被法律规定严禁使用[2]。
在中国随着氰化尾 渣被列为危险废物后,氰化工艺的环保成本逐渐增 大。
此外,随着黄金矿产资源的开发利用,易处理金 矿资源日趋减少,而难处理金矿石的回收利用显得越 来越迫切。
目前,世界黄金产量的30 %左右来自难 处理金矿石,但对这些含碳、砷、铜等难处理金矿石采 用氰化法提金,金回收率普遍较低。
因此,无论是从 清洁生产的角度,还是从难处理金矿资源综合利用的 角度而言,寻找一种高效、无毒、环保、经济的非氰浸 金技术,已成为黄金湿法冶炼领域的一项重要研究课 题。
本文对近年来主要非氰浸金方法研究进展进行 了总结分析,并对其工业应用前景进行了展望。
1硫脲浸金
1.1基本原理
硫脲(SC(N H2)2)在酸性介质中性质稳定,可与 金形成可溶性络离子。
反应过程电化学反应式[]为:
A u+ +2S C(N H2)2==A u[S C(N H2)2]2+()
在酸性硫脲浸出体系中,一般采用Fe3+作为氧 化剂,以加快反应速度,发生的化学反应[]为:
A u+ Fe3+ +2S C(N H2)2===
A U[S C(N H)2]2+ +Fe2+ (3)文章编号:1001 -1277(2018)04 -0053 -06
doi:10.11792/h j20180413
但是,过量的Fe3+会将硫脲氧化成氨基氰、S C N-和S,使其消耗量增大;且A u[S C(N H2)2]2+会 被单质硫吸附,从而损失在浸出渣中,导致金浸出率 下降。
当PH>2.0时,硫脲会发生水解,致使其消耗 量大幅增加,因此浸出过程需控制p H =1.0〜1.5。
此外,SC(腿2)2浓度和反应温度也不能过高,否则硫 脲很容易分解,其反应产物会使金钝化,金浸出率急 剧下降。
1.2技术发展
20世纪40年代苏联研究者Plaksin等提出采用 硫脲法浸金,国内外学者迅速跟进,并进行了大量的研 究。
2世纪80年代,Colorado某矿山采用SC(N H)2法处理含金尾矿;N e w E n g l a n d某矿山采用SC(N H2)2法回收键精矿中的金。
爱尔兰M i n m e t公司对A u[SC(N H)2]2+的回收工艺进行了改进,并对浸出 液进行处理以便其循环使用,同时通过严格控制工艺 参数,减少了 S C(N H2)2消耗量。
美国Jamestown金 矿金精矿在磨矿细度-0. 038 m m占77 %,两段硫脲 浸出的条件下,金浸出率达到95 %[3-4]。
中国河北 峪耳崖和张家口等金矿相继开展了硫脲浸金工业试 验,采用加温硫脲浸出一炭浆吸附工艺提取金,处理 量为2 t/d;广西龙水金矿进行了金精矿硫脲浸出一 铁板置换提金工业试验,规模为10 t/d,金浸出率达91.0 %,金置换率99.0 %,金总回收率90.1 %。
姜涛研究了知_%(]^112)2_1^2〇浸金体系 W<p-p H图,结果发现A u[S C(N H2)]2+稳定区很 窄,仅在低酸度和较窄的电位范围下稳定存在。
胡岳
收稿日期:018-01 -05;修回日期:2018-03 -09
基金项目:十二五”国家科技支撑计划课题(2015BAB13B02)
作者简介:胡杨甲(184—)男,安徽安庆人,高级工程师,博士,主要研究方向为稀贵金属提取技术;北京市大兴区北兴路东段22号,北京矿冶科技集团有限公司,102628;E-mail:a j i a216@
54选矿与冶炼黄金
华等[6]和郭观发等[7]在研究SC(N H2)2浸金的电化学 反应过程中发现,金的溶出随着p H的升高和SC(N H)2浓度的增大而发生钝化;此外,采用电化学方 法研究金在硫脲介质(酸性)中的溶解动力学表明,S〇2在酸性硫脲浸金过程中具有催化作用。
杨喜云等[]研 究了 Fe3+、硫脲、S C N—浓度对SC(N H)2 - S C N—混合 浸金体系的影响,结果表明S C(N H)2 -S C N_混合浸 金体系与SC(N H)2和S C N-单独浸金体系相比,金浸 出率更高。
龙怀中[]的研究结果表明,S〇3-在金的氧 化过程中可起到促进作用,且S〇3-能与S C(N H2)29 氧化产物二硫甲脒发生反应,从而减少降解SC(N H2)2副反应的发生,进而降低SC(N H2)2不必 要的消耗。
在酸性环境下,硫脲浸金存在一些缺点:①酸性 S C(N H)2浸出选择性差,某些伴生金属(F e、C u、Z n、N等)也会溶出,造成硫脲消耗量过大,金浸出效果 较差;②强酸性浸出环境会严重腐蚀浸出设备,且杂 质的溶出使硫脲再生和溶液净化工艺变得复杂,影响 正常生产。
由于酸性硫脲浸金技术存在以上缺点,使得碱性 硫脲浸金体系的研究迅速升温。
20世纪80年代,萨 本嘉等[1°]对碱性硫脲浸金进行了研究,发现在一定 的碱性浸出试验条件下,很少量的金可以被溶解,而 铁、镍等其他杂质则几乎不能被溶出。
但是,金溶出 速率过低和硫脲消耗量过大,工业应用意义不大。
C h m等[11]从碱性体系下保持硫脲的稳定性入手,发 现在碱性浸出环境下添加Na2S O3、Na2Si〇3、N a P〇3等 稳定剂,可以在一定程度上减缓SC(N H)2的分解,同时添加K3F e(C N)6、Na2S2〇8作为弱氧化剂,可以 使S C(N H)2的稳定性变好。
同时Chai等初步提出 了金在碱性硫脲中的溶解机理可能包括以下步骤:①S C(N H)2分子向金表面扩散;②吸附于金表面形 成吸附态人1[3匸^只2)2]_;@氧化成二硫甲脒;
④ A u(I )与 S C(N H)^合形成 A u[S C(N H2)2]:d s;
⑤ 二硫甲脒被还原;⑥A u[SC(N H)2]丄与SC(N H)2结合形成 A U[S C(N H2)2]2+;⑦ A U[S C(N H2)2]2+向溶液扩散[11]。
目前,碱性硫脲的研究仍然处于试验 室阶段,添加的硫脲稳定剂只能在一定程度上缓解其 不可逆分解,金浸出率与氰化工艺指标有一定差距,因此还需要进一步的研究。
1.3应用前景
目前,硫脲浸金技术由于技术经济方面的劣势,还无法和氰化法竞争。
要实现其大规模工业应用,需 要解决硫脲消耗量大,以及硫脲浸出贫液回用等问 题,同时还要不断完善从硫脲浸金贵液中回收A u[S C(N H2)2]2+的工艺方法。
2硫代硫酸盐浸金
2.1基本原理
硫代硫酸盐能与金形成[A u(S2〇3)2]3-络合离 子,而硫代硫酸盐浸金体系中,S2〇3-可由N a2S2〇3或 (N H4)2S2〇3提供,同时加入适量的硫酸铵、硫酸铜、氨水,发生的化学反应[1为:
4A u+8S2〇3- +O2+2H2O==
4[A u(S2〇3)2]3- +4O H-(4)
A u+5S2〇2-+[C u(N H3)4]2+—
[A u(S2〇3)2]3- +4N H +[C u(S2〇3)]5- (5)
2.2技术发展
早在1900年,Van Patera就提出了采用氯化焙 烧一硫代硫酸钠浸出工艺回收金银矿石中的贵金 属[12],之后南美一些富银硫化矿使用该方法直到二 次世界大战[12_13],这是硫代硫酸盐法最早的工业化 应用。
此外,墨西哥的Lacolorado矿山也采用类似的 方法提取贵金属[14]。
20世纪70年代,Berezowsky和 Kerry发明了采用(N H)2S2〇3从硫化矿精矿和加压 浸出渣中回收贵金属的方法[5]。
同时期苏联科研人 员对(N H)2S2〇3浸出法进行了研究,证明了铜离子 可加速金的溶出[1]。
早期对S〇3-浸出研究趋向于 将精矿进行高温高压浸出,但其成本较高,工业化难 度较大。
因此,目前国内外研究者大多围绕C u2+-
n h -S2〇3-这一常压浸出体系开展机理和应用研究,C u2+ -N H3 -S2〇2-体系也成为了 S2〇2-浸金的 标准体系。
中国曾于20世纪90年代在新疆完成硫 代硫酸盐提金工艺的工业试验,金、银浸出率分别达 93.93 %和 85. 02 %。
目前,S2〇3-浸金机理研究多围绕C U+-N H - S〇2-体系展开,但该体系中同时存在C u(n )、c u(i)、n f h、s2〇3-、s4o〗-和其他含硫化合物[17-18],因此C U2+ -N H3 -S2O3浸金体系非常复杂。
有研 究表明,浸出体系无氨时,s2〇3-分解产物会钝化金表 面,进而抑制金的溶出[19_22]。
Tyurin等认为,C u(n)在 S〇3-溶液中能起到催化金溶解的作用,其可使金的 溶解速度提高18〜20倍,且在<60 °C的氨溶液中,
C u(N H)+在A u的氧化过程中起到如化学反应式
(6)和(7)的催化作用[23]:
2[C u(S2O3)3]5- +8N H3 +1/2O2 +H2O==
2[C u(N H3)4]2+ +6S2〇3- +2O H-(6)电化学测试结果也证明了上述结论。
整个反应 中C u2+ -N H充当了催化金的阳极氧化过程的电子 受体系统,加快了金的溶出。
除上述催化作用外,
2018年第4期/第39卷
[C u(N H3)4]2+还可促使s2c t氧化分解生成s4c t[23]:
0[C u(N H3)4]0+ +8S20〇-=
0[C u(S203)3]5- +S40】_ +8N H3(7)
C u0+ -n h -S20〇-浸金体系反应过程如图1所,示〇
因此,控制合适的离子浓度是硫代硫酸盐浸金体 系稳定的重要因素,但由于[C u(N H)4]0+的氧化作 用,s2〇3-的消耗仍然不可避免。
C u0+ -n h-s2〇3-浸金体系的缺点:随着浸出反应的进行,S〇0-被氧 化,造成浸出药剂消耗量过大,生产成本过高;同时浸 出的最佳p H值一般为9〜10,在加热敞开浸出体系 下n h挥发严重,存在安全与环保问题。
为解决以上 问题,国内外科研人员正积极研究开发新的浸出体 系。
胡显智等[4]对C u2+ -乙二胺-s2〇3-浸金体系 进行了研究,针对A u品位0.78 g/t、C u品位0. 18 %
的金矿石,在磨矿细度-0. 07m m占95 %,矿浆浓度 4%,2〇0-浓度0.03 mol/L,乙二胺浓度 0.003 mol/L,C u(n)浓度0.001 5 mol/L,PH = l1的条件下,搅拌 浸出6 h,金浸出率达87.3 %,且s2〇3-消耗量有所降 低。
Chandm等[5]研究了 Fe3+ -(C2〇4)0- -s2〇0-浸 金体系等,发现该体系能否成功的关键在于p H,p H值 一般应为4.0〜6.4,低p H条件下硫代硫酸盐易分解,因此该浸出体系不够稳定。
北京矿冶科技集团有限公 司研究米用新型Ea: - L% - s0〇3浸金体系对某金矿 石进行浸出,在较低硫代硫酸盐浓度下获得了 90 %
的金浸出率,且硫代硫酸盐的消耗量为11.00 k//t,远低于传统C u0+ -n h -s2o〗-浸金体系下硫代硫 酸盐的消耗量40.5 k//t。
0.3应用前景
对于含碳、铜、砷金矿石,硫代硫酸盐法比氰化法 具有明显优势,且该方法是无毒浸金工艺,安全环保。
但是,传统的C u0+ - n h - s o〗-浸金体系存在s2〇0-消耗量过大,药剂成本过高等问题。
因此,今后 需要从0方面着手:一是开发合适的电子受体系统,构建新型硫代硫酸盐浸金体系;二是加强浸出液中
选矿与冶炼
s2〇3-回收再利用工艺的研究,以降低硫代硫酸盐消 耗量,将生产成本控制在合理范围。
该浸金方法将具 有非常广阔的工业应用前景。
3卤素及其化合物浸金
3.1氯化法
氯气作为一种强氧化剂,能够和很多元素发生化 学反应。
在A u-C I-H O体系中,氯既充当氧化剂
又充当络合剂。
其化学反应式[2]为:
2A u+3C10—0A u C13(8)
A u C/ +H C1—[A u C14] - +H+(9)
浸出剂一般采用C/、N a a〇、N a a〇3及C/〇等。
采用氯化法浸金,金表面不会被钝化,因此金的浸出 速度很快。
同时氯的强氧化性还可氧化包裹金的砷 黄铁矿、黄铁矿等矿物,也可降低碳对金的吸附作用。
因此,该方法更适合处理含碳质、砷的金矿石及酸性 含金物料等。
美国J e i r i t t Canyon选金厂,采用氯化法浸出含砷 的碳质金矿石,处理量1 650 t/d,在矿浆浓度55 %左 右,浸出温度5 °C左右的条件下,氯化浸出18 h,金 浸出率达到94 %,氯气消耗量为17. 5 kg/t。
美国 N e w m o n t公司曾采用上述类似技术浸金,并于1988年 4月改造建成“闪速”氯化浸出系统,以提高金浸出 率,降低氯气消耗量。
此外,试验室试验也证明,“闪速”氯化浸出法平均提高金浸出率6百分点,并能将 氯气消耗降低2百分点[26]。
北京矿冶科技集团有 限公司针对贵州苗龙砷、锑、碳、硫含量较高的细粒嵌 布的金矿石采用氯化浸出工艺,可大大缩短浸出时 间;对其浮选金精矿(金品位65 g/t)采用氧化焙烧一 水氯化浸出工艺,金浸出率达91. 48 %。
邱冠周 等[07]对高砷、高硫金矿石采用N a C l O作为浸出剂边 磨边浸,金浸出率可达到96. 8 %。
氯化法浸金具有浸出速度快,浸出率较高,氯化 药剂价格便宜等优点。
难处理金矿石采用氯化法浸 金的优点在于矿石预处理和浸金过程同时进行,从而 实现了一步法浸金[8]。
但是,氯化法也存在一些不 足:浸出硫化矿时,由于酸性环境下硫化矿发生溶解,酸耗和C/消耗量过大。
3.0溴化法
溴作为另一种较强的氧化剂,其性质与氯相似,在水溶液中可通过以下化学反应浸金[26]:
0A u+ 3Br00AuBr3(10)
AuBr3 + H B r==[AuBr4] - + H+(11)溴化法浸金与氯化法相比,具有金的溶出速率 快,杂质离子溶出较少等优势。
研究人员Shaff于20世纪80
年代发明了一项采
56选矿与冶炼黄金
用溴法提金的专利,但直到近些年随着氰化法提金引 起的环保问题被提出,此工艺才逐渐受到关注。
20世 纪80年代国外相继开发了一系列溴化物浸金工艺[2_3°],如D法和K法等。
D法适用于弱酸性至中 性溶液,可实现生物降解,但目前仍处于半工业试验阶 段。
K法由Kalias公司提出,其浸出剂是NaBi•与氧化剂的组合,该方法浸出时间短,但目前仍处于开发试验 阶段。
中国对于溴化法浸金的研究报道较少,目前研 究的一般为B i - NaBi•体系、N a B r〇3 - HBi•体系和
B i -NaCl体系。
刘建华等[31]采用含0.3 m〇l/L NaBi、
0.08 m〇l/L F e C l3、适量氏02和N a C I O的溶液浸出含 金硫化矿焙砂,浸出时间6 h,金浸出率可达75 %。
由于无机溴浸出剂的挥发蒸汽具有腐蚀性,因此研究 人员试图研发有机溴试剂替代无机溴试剂,如Great Lakes公司已研发出G e o b r o m系列有机溴类浸金试 剂。
溴化法浸金存在试剂用量大,溴试剂价格昂贵等 缺点,且目前从溴化浸出贫液中再生溴浸出试剂的技 术很不成熟,因此当前溴化法浸金技术还难以实现工 业化应用。
3.3碘化法
碘是一种强氧化剂,其浸金过程与溴相似。
目前,该方法还没有工业化应用实例。
金的阴离子络合 物稳定性大小顺序为[A u C N] -> [A u k] -> [AuBr2]-> [A u C/]-> [A u(S C N)2]-,可见在卤 素中,[A u〗2]-络离子较为稳定。
金在〗2 -碘化物溶 液中发生的化学反应为:
2A u+I- +13- ===2[A u I2] -(12)
[A u k]- +I2==[A u I4]-(13)
Davis等[32-33]认为在I -碘化物溶液中形成了 2种稳定的络合物(在水的稳定性极限内):[A u I]-和[A u I]-。
这2种络合物在整个p H范围内都较为 稳定,且碘浓度的变化对其稳定性影响不大。
同时,I2 _碘化物浸金体系与A u - Cl - H20体系和A u - Bi- H O体系的孤-p H图对比发现,[A u C/ ]-和 [A u B i]-只能在很窄的区域内稳定存在(在水的稳 定性极限内)。
由此可见,[A u I]-和[A u I]-作为 络合产物稳定性较好。
对于碳质金矿石,碘化物浸出 效果非常好,浸出时间可大大缩短。
李桂春等[4 -3] 提出通过延长浸出时间,添加替代氧化剂(采用 N a C I O代替I),电解再生碘试剂等方法降低浸出时 的碘消耗量;并采用NaCIO- I-浸金体系对五龙金矿 矿样进行了浸出试验,N a C I O用量为矿浆体积的7 % ~9 %时,金浸出率超过85 %。
目前,碘化物浸金研究较少,存在碘化物药剂成本高,药剂消耗量大等技术问题,当前还没有工业化 应用实例。
今后需加强碘化物浸金工艺及从浸出贫 液中再生碘浸出剂等的研发。
4多硫化物和石硫合剂浸金
4.1多硫化物法
s2-、s3-、s4-、s2-等多硫螯合离子和金离子的 络合作用非常强[36],在适当的氧化剂条件下,借助于 多硫螯合离子的歧化作用,多硫化物能够将金溶出。
如果金浸出过程产生s、硫化物,则其反应很容易生 成多硫化物,进而起到浸金的效果。
主要化学反应 式[36]为:
2A u+2H S- +1/2O2==2[A u S]- +H2O
(14) 2A u+4H S- +2H+ +1/2O2=
2[A u(H S)2] - +H2O
2A u+2S2-+ 2H+f1/2O;
2A u+2S2-+ 2H+ ■f1/2O;
2A u+2S3-+ 2H+ ■f1/2O;
2A u+2S4-+ 2H+ ■f1/2O;
2A u+2S5-+ 2H+ ■+ 1/2(O
(15)
»
(16)
+2S
(17)
1+4S
(18)
+6S
(19)
(20)
最常见的多硫化物浸金试剂是多硫化铵溶液,外 观为红色澄清液体。
浸出液具有臭鸡蛋气味,遇酸会 分解析出硫,具体成分为质量分数8 %的N H、22 %
的S和30 %的(N H)S2。
多硫化物浸金法适合于 处理含砷、锑的硫化矿金矿石。
某含砷、锑金矿石,砷、锑含量较高,在常温常压条件下采用多硫化铵溶 液(体积分数40 %)浸出1〜2 h,金、锑分别反应生 成N H A u S、(N H)2SbS;进入浸出液,砷则残留于浸 渣中。
对于此类矿石,采用多硫化物浸出金浸出率可 达80 %以上。
多硫化物浸金贵液可采用活性炭吸 附,也可采用蒸汽加热的方法沉淀回收金。
多硫化物的缺点主要为热稳定性差,会分解产生 N H、H S等气体,恶化生产环境,且工业生产时浸出 设备需要具有较高的密闭性。
此外,多硫化物浸金需 要高浓度的药剂,浸出剂消耗量较大。
4.2石硫合剂法
石硫合剂(LSSS)浸金是中国首创的新型非氰浸 金技术,石硫合剂由廉价的石灰和硫磺合成,制作方 便,且具有浸金速度快,适用于碱性浸出介质,对设备
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材质要求较低等优点。
该方法对高铅难浸金精矿可 达到理想的浸金效果。
石硫合剂的有效成分主要为 多硫化钙(CaS.)和硫代硫酸钙(CaS2〇3),其浸金过 程的实质是多硫化物和硫代硫酸盐共同发生浸金作 用。
其浸金过程主要化学反应式如式(4)、式(14)〜(20)所示。
陈江安等[37]提出在L S S S浸金过程中,添加适量 的N a C l可提高金浸出率,并可降低生产成本。
周军 等[38]采用改性石硫合剂对陕西某原生金矿石进行浸 出,金浸出率达到90 %以上。
张箭等[39]研究认为,石硫合剂实质上是多硫化物和硫代硫酸盐的混合体,采用石硫合剂浸出某矿石,金、银浸出率分别达到 96 % 和 80 %。
石硫合剂法浸金速度快,浸出时间为常规氰化法 的12 % ~50 %,且对难处理金矿石具有较高的金浸 出率。
但是,由于石硫合剂中有效浸金成分不太稳 定,浸出液中络合金的回收工艺不成熟,金回收率不 高,因此今后仍需加强此方面的研究。
5生物法浸金
生物法浸金的机理是微生物的代谢产物氨基酸 与金形成稳定的金氨基酸络合物,从而使金溶解浸 出。
浸金过程中发生的化学反应[40]为:
2A u+4N H2R C00H+20H_ +1/202=
2[A u(N H2R C O O)2] ' +3H20(21) 20世纪60年代法国研究者Valles采用细菌浸 出含金的红土镍矿,并进行了 280 d的工业试验,金 回收率达到80 %。
苏联等国研究者发现巨大芽孢杆 菌等细菌及其代谢产物能将矿石中的金溶出[40-41]。
随后科研人员开发了多种生物浸金剂,对氧化型金矿 石的浸出率可达70 % ~80 %。
生物法浸金具有生产成本低,设备简单,环境友 好等优点,但金浸出速度慢,浸出时间较长,一般需要 15 ~ 20 d,因此大规模工业化应用存在难度。
6 结语
近年来,国内外科研人员对非氰浸金技术进行了 大量研究,无论是硫脈法、硫代硫酸盐法、鹵素法,还 是多硫化物法、石硫合剂法和生物法等,都有其优势 与不足。
其中,由于硫代硫酸盐具有无毒、价格低廉、使用简单方便,且浸出环境为碱性,受各种杂质离子 影响小等优点,被认为是一种很有希望替代氰化物的 浸出剂,并且硫代硫酸盐浸金工艺在处理含碳、砷、铜 等氰化法难以处理的金矿石方面有较大优势。
目前,这些非氰浸金方法仍有一些关键问题亟需解决,如浸 出剂消耗大、药剂成本高、浸出液中金回收难等,今后应加强工艺改进及参数优化等方面的研究,以期实现 非氰浸金技术的大规模工业化应用。
[参考文献]
[1]肖松文,梁经冬,邱良邦•黄金提取冶金的过去、现在和将来
国外金属矿选矿,1993(10) :5 -8.
[2]陈丽平.007年国际矿业政策与管理[]•国土资源情报,2008
(3)6-7.
[3]李桂春,卢寿慈•非氰化提金技术的发展[J]中国矿业,2003,
12(3) :1 -5.
[4]中国科学院化工冶金研究所,中国科学院兰州文献情报中心.
国外金矿选冶技术新进展[M]兰州:兰州大学出版社,1989.
[5]姜涛•提金化学[M]•长沙:湖南科学技术出版社,1998 :38-5.
[6]胡岳华,郭观发,邱冠周,等.硫脲浸金机理的电化学研究[].
黄金科学技术,1995,3(2) :43 -48.
[7]郭观发,胡岳华,邱冠周.硫脲提金理论研究——金溶解动力学[J].
黄金,1994,15(9):30 -33.
[]杨喜云,刘政坤,郭孔彬,等.硫脲-硫氰酸钠浸出难处理金矿及浸出剂的稳定性[J].中国有色金属学报,2014,24(8) :2 164 -
2 170.
[9]龙怀中.硫脲浸金过程中亚硫酸的促进作用[].有色金属(选
矿部分),2002(5):33 -36.
[10]萨本嘉,张方宇,程华.碱性硫脲溶金的研究[].黄金,1984,
5(3) :45 -47.
[11] CHAI L Y,MASAZUMI 0. Dissolution theory of gold in alkaline
thiourea solution(I) :anodic behavior on gold in alkaline thiourea
solution containing Na2S〇3 [J].Transaction of Nonferrous M etals
Society of China,1999 ,9(1) :145 -151.
[12]钟晋,胡显智,字富庭,等.硫代硫酸盐浸金现状与发展[J].矿
冶,2014,23(2):65 -69.
[13] FLETT D,WILSON J C,DERRY R.Chemical study of thiosulfate
leaching of silver sulfide[J].Transactions of the Institute for Min
ing and Metallurgy,1983 ,92:216 -223.
[14] MICHAELIS H.Thiosulfate leaching of gold and silver[R].Colo-
rado:Randol International Ltd. .1987:4 876 -4 885.
[15 ]HISKEY J B,ATLURI V P.Dissolution chemistry of gold and silver
in different lixiviants[J].Mineral Processing and Extractive Metal
lurgy Review,1988 ,4 :95 - 134.
[16] TER-ARAKELYAN K,BAGDASARYAN K,0GANYAN A,et al.On
technological expediency of sodium thiosulphate usage for gold ex
traction from raw material[J].Izv V U Z Tsvetn Metallurgy,1984
(5) :72-76.
[17] UMETSU Y,T0SAWA K.Dissolution of gold in ammoniacal sodi
um thiosulfate solution[J].Bulletin of the Research Institute of
Mineral Dressing and Metallurgy,1972 ,28 :97 - 104.
[18] KERLEY B J.Recovery of precious m etals from difficult ores:
U S369061A[P],1983 -01 -18.
[19] PEDRAZA A M,VILLEGAS I,FREUND P L,et al.Electro-oxida
tion of thiosulphate ion on gold:study by means of cyclic voltamme
try and Auger electron spectroscopy[J].Journal of Electroanalytical
Chemistry and Interfacial Electrochemistry,1988,250 (2 ):443 -
449.
[20] JliVNG T,HUANG Z,YANG Y.A kinetic study of gold leaching
with thiosulfate[C]//HISKEY J B,WARREN G W.Hydrometal-
lurgy^fundamentals,technolog and innovations.Salt Lake City:In
ternational Symposium on Hydrometallurgy,1993 :119 - 126.
[21 ]CHEN JDENG T,ZHU G,et al.Leaching and recovery of gold in
thiosulfate based system—a research sum m ary at ICM [J].Trans
actions of Indian Institute of Metals,1996 ,49 (6) :841 -849.
[22] JliVNG T,CHEN J,XU S.Electrochemistry and mechanism of leac
hing gold with ammoniacal thiosulfate[C]/XW International Min
eral Processing Congress.Parkvill:The Australasian Institute of
Mining and Metallurgy,1993 :1 141 -1 146.
58选矿与冶炼黄金
[23]TYURIN N G,KAKOWSKI I A.B e haviour o f g o l d and s i l v e r i n o x i
d i z i n g z i n
e o
f s u l f i d e d e p o s i t [J].I z u Buz Tsyv M e t a l l u r
g y,I960,
2:6-13.
[2]胡显智,字富庭,段玲玲,等.一种多胺类化合物为添加剂的硫
代硫酸盐提金方法:CN101775490A[P].210 - 〇7- 14.
[25]CHANDRA I,JEFFREY M I.A f u n d a mental s t u d y o f f e r r i c o x a l a t e
f o r d i s s o l v i n
g g o l d i n t
h
i o s u l f a t e s o l u t i o n s [J].Hydrometallurgy,
2004,77(3/4) :191-201.
[26]张兴仁.无氰提金新工艺及其发展前景[J].矿产综合利用,
1992(6) :0-37.
[27]邱冠周,毛暗章,唐谟堂,等.某难处理金精矿浸金新工艺试验
研究[]•黄金,1997,18(6) :32-35.
[28] 周源,陈江安.非氰药剂浸金进展南方金属,2003(5):-
8.
[29]ECKART T,KRONE W.Probleme d e r p r i m a r-g o l d l a u g u n g[J].E r z-
m e t a l l,1989(6):243-258.
[30]GREAVES J N,PA L MER G R,WHITE W W.The r e c o v e r y o f g o l d
fr o m r e f r a c t o r y o r e s by u s e o f c arbon-i n-c h l o r i n e l e a c h i n g[J].
JOM,1990,42(9) :12-14.
[1]刘建华,陈赛军.溴化法浸取硫化矿中的金[J].化工时刊,
2003,17(4) :38-39.[32] DAVIS A,TRAN T,YOUNG D R.Solution chemistry of iodide leac
hing of gold[J].Hydrometallurgy,1993 ,32(2) :143 - 159.
[33] DAVIS A,TRAN T.Gold dissolution in iodide electrolytes[J].Hy
drometallurgy,1991 ,26(2) :163 -177.
[4]李桂春,纪守峰,王会平.碘化浸金时从浸出液中提金及碘再生
方法研究[]矿冶工程,2006,26(3):42 -44.
[34]李桂春,吕进云.次氯酸钠-碘化物浸金的实验研究[J].矿冶
工程,2010,30(1):44 -46.
[36] SPARROW G J,WOODCOCK J T.Cyanide and other lixiviant leac
hing systems for gold with som e practical applications[J].Mineral
Processing and Extractive Metallurgy Review,1994,14 :134 -140. [37]陈江安,周源.石硫合剂(LSSS)浸金的研究[J].江西理工大学
学报,2005,26(3):74 -77.
[38]周军,兰新哲,宋永辉.改性石硫合剂浸金试剂稳定性研究[].
稀有金属,008,32(4) :31 -535.
[39]张箭,兰新哲,丁峰,等.一种新的溶金银试剂一一石硫合剂[J].
黄金,1994,15(1) :1 -34.
[40] COJIOKEHKDHnM•细菌在矿物工程中的应用[J]国外金
属矿选矿,1991(5) : -10.
[41]裘荣庆.微生物提取金银的研究与应用[J].国外金属矿选矿,
1991(4)18 -23.
Development of non-cyanide gold leaching technology :review and application prosjjects
H u Yangia,H e Zheng,Zhao Zhiqiang,Luo Sigang,Zhao Jie
(State Key Laboratory of Mineral Processing,Beijing General Research Institute of Mining &Metallurgy)
Abstract:Cyanidation i s widely applied in gold leaching.However,cyanide used as i t s lixi misuse of cyanide can severely pollute the environment and be hazardous to human
nlogy has the advantages of non-toxic(or low toxicity),high leaching velocity and strong adaptabil rities,and i s becoming an important study subject of hydrometallurgical process for gold leac widely-researched alternative lixiviants for gold ores such as thiourea,thiosulfate,halogen,polysulfide,lime-sulfide synthetic solution and b io-leaching technolog and so on are reviewed.The mechanism and advantages &disadvantages of the above technologies are analyzed,and the application of non-cyanide technology,especially thiosulate gold leaching was prospected.
Keywords:non-cyanide gold leaching;thiourea;thiosulate;halogen;lime-sulfide synthetic solution;bio-leaching;cyanide(编辑:程晓霞)
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Experimental study on the separation of a lead - zinc polymetallic sulphide ore from Guangxi
Yang G u a n g u n1,Lu Zhi2
(1. Metallurgical Research Institute of Jilin Province;2.Guungxi Metallurgy Re
Abstract:A lead - zinc ore from Guangxi i s featured by complicated mineral intergrowth tion size,which makes i t difficult for the separation of lead and zinc.The technology of prefere i s pror to zinc,i s tested with approprate reagent regime,effectively separating lead and zinc circuit test successfully r eached good dressing indexes:lead grade in lead concentrates i s 55. 15 %,zinc grade i s 4. 25 %and lead recovery rate i s76. 81 % ;zinc grade in zinc concentrates i s47. 54 %,lead grade i s2. 93
zinc recovery rate i s77. 22 % ;s ilver associated with the ore i s effectively enrched,silver grade i s 1 764.09 g/t and silver recovery rate i s61.46 %.
Keywords:lead- zinc polymetallic ore;preferential flotation;separation of lead and reagent combination
(编辑:程晓霞)。